psh.sap53[1]

поле, м;

kгл - коэффициент, учитывающий влияние глубины разработки

и угла падения угольных пластов
kгл = 1+	Нв.г	,	(5.7)
	Нн.г

где Нв.г - глубина верхней границы шахтного поля, м;

Нн.г - глубина нижней границы шахтного поля, м.

На рисунке 5.3 показаны графики изменения Aш.г от влияющих факторов. Их анализ показывают, что с увеличением kгл Аш.г хоть и незначительно, но растет.

Ашг

	2,5																																																														Zпр
																																																															mпл.о.р
	2,0
	1,5																																																														Ао.з.м
	1,0
																																																														kгл
	0,5
				1,0						1,1							1,2							1,3							1,4							1,5							1,6							1,7							1,8							1,9				kгл
					6					12							18							24							30							36							42							48							54							60				Ао.з.м
					1						2							3							4							5							6							7							8							9						10				mпл.о.р
				50						75						100							125							150							175							200							225							250							275					Zпр
Рисунок 5.3 − Графики изменения Aш.г																																																		от kгл , Ао.з.м, mпл.о.р, Zпр
																													61

Данный результат трудно поддается объяснению потому, что рост kгл . может быть, достигнут двумя способами. В первом случае при Нн.г постоянной может увеличиваться Нв.г , т.е. увеличивается глубина верхней границы горизонта при неизменной нижней. В этом случае производственная мощность растет. Однако данная закономерность не отвечает действительности, т.к с увеличением глубины заложения верхнего горизонта растут первоначальные капитальные затраты, увеличивается глубина подъема, ухудшаются условия поддержания горных выработок, растет газоносность пластов, что должно отрицательно сказаться на годовой добыче шахты, а не наоборот, как это показано на графике. Об увеличении трудности разработки пластов с ростом глубины говорили и сами авторы методики, а по расчетам все получается наоборот.

Если же принять Нв.г постоянной, а увеличивать Нн.г то Aш.г

будет уменьшаться, т.е. будет наблюдаться тенденция обратная показанной на графике.

Таким образом, мы имеем дело с явным противоречием в характере влияния глубины разработки на Aш.г , что дает основание усомниться в правильности рассматриваемой методики её расчета.

Кроме того, в отличие от методики П.З. Звягина наблюдается слабая связь между Ao.з.м и Aш.г , что вообще не соответствует логике и действительности. Поэтому можно сделать однозначный вывод о том, что разработанная на основе математического моделирования с помощью ЭВМ методика МГИ обладает еще большими недостатками, чем методика П.З. Звягина. В дополнение ко всему она полностью игнорирует влияние стоимости горных работ на обоснование Aш.г . В

62

то время как давно было доказано, что начиная с некоторого предела рост Aш.г ведет к увеличению удельных приведенных затрат на добычу угля.

Наиболее надежной, но в то же время и более сложной является следующая методика обоснования производственной мощности шахты. Эта методика предусматривает выполнение следующих этапов.

На первом этапе обосновывается в соответствии с Нормами технологического проектирования или по результатам геологоэкономической оценки угольных пластов количество одновременно отрабатываемых шахтапластов и блоков шахтного поля.

Затем для каждого пласта или его участка намеченного для разработки рассчитывается среднесуточная нагрузка на очистной забой. Её расчет ведется по одной из общепринятых методик с учетом принятой технологии очистных работ и геологических условий залегания угольных пластов.

После выполнения этих расчетов, полученные результаты проверяются по газовому фактору и при необходимости ограничиваются или же остаются прежними в результате принятых мероприятий по дегазации угольных пластов.

Окончательно обосновав среднесуточную добычу из лавы по каждому из пластов, определяют необходимое количество очистных забоев исходя из требования максимальной концентрации очистных работ.

В последнее время все чаще очистные работы сосредотачиваются на 1-м – 2-х пластах (пологое залегание) при 2-3х, а иногда одной действующей лаве с высокой (2-3 тыс.т/сут.) нагрузкой. Такой подход к концентрации очистных работ требует

63

применения высоконадежного оборудования и благоприятных геологических условий залегания угольных пластов.

После определения количества действующих и резервнодействующих лав рассчитывают годовую производственную мощность по формуле

	æ пл	прд	ö	пл
	ç		÷		(5.8)
	Aш.г = çåАсут.i + åАсут. р.д.i ÷Nд + Кп.з Nд åАсут.i ,
	è i==1	i=1	ø	i=1
где Кп.з - коэффициент,			учитывающий	добычу угля	из
подготовительных забоев;
Nд	- количество рабочих дней в году;
пл	- количество действующих лав;

Асут.i - среднесуточная добыча из действующих лав, т;

Асут. р.д.i - среднесуточная добыча из резервно-действующих лав, т;

пр.д - количество резервно-действующих лав.

пр.д и Асут. р.д.i определяются согласно рекомендациям правил

технической эксплуатации угольных шахт.

После расчета Aш.г проводят расчет пропускной способности основных технологической звеньев шахты. При этом основным требованием, которое соблюдают в данном случае, является обеспечение такой пропускной способности, которая бы не лимитировала ранее установленную величину Aш.г .

64

5.3 Особенности обоснования производственной мощности угольных шахт при их реконструкции и техническом перевооружении

Под реконструкцией понимают коренное обновление существующего объекта с целью достижения заранее определенных технических и социально-экономических целей. При реконструкции шахт, как правило, проводят вскрытие новых горизонтов, блоков с проведением капитальных горных выработок, замену стационарного оборудования, техники ведения очистных и подготовительных работ и т.п. В этом случае все работы осуществляются, как правило, за счет капитальных затрат. Эти затраты могут быть осуществлены государством, заимствованы в виде кредита в банках, международных валютных организациях, средств от выпуска акций и т.п.

Техническое перевооружение направлено в основном на замену и обновление физически и морально изношенного оборудования на новое, обладающее более высокими техническими параметрами.

В рассмотренных выше случаях, как и при рассмотрении, ранее изложенной третьей методики первоначально определяют показатели концентрации работ на новом горизонте и определяют соответствующее значения Aш.г по возможностям очистных забоев.

Затем определяют пределы ограничения нагрузки снизу (фактически достигнутые значения) и сверху (пропускная способность существующих технологических звеньев шахты).

Расчеты ведут по пропускной способности подъема или главного конвейера. При этом проверяется условие:

65

	Aф.г. ≤ Аш.г.н. ≤ Агк.под ,		(5.9)
Если	Аш.г.н. < Aф.г.	необходимо изменить значения показателей
горных работ.
Если Аш.г.н. > Aг.к.под необходимо предусмотреть мероприятия по
модернизации подъемных установок или их полной замены.
Если	указанные	выше условия выполняется, то	Aш.гор.н

проверяется по пропускной способности вспомогательной подъемной установки. В этом случае в зависимости от Aш.гор.н и действующим нормативам определяют объемы доставки вспомогательных грузов и материалов, людей.

Сформированное значение Aш.гор.н проверяют по пропускной способности вентилятора главного проветривания. Если количество подаваемого в шахту воздуха Qв не обеспечивает новое значение

Aш.гор.н , то первоначально проверяют возможность увеличения Qв за счет средств регулирования вентилятора. Если такой способ не дает желаемого результата, то принимают решение о замене вентиляторной установки.

Далее переходят к проверке пропускной способности технологического комплекса на поверхности. При невозможности обеспечить новое значение Aш.гор.н принимают решение о расширении пропускной способности угольного и породного комплексов.

При техническом перевооружении и реконструкции рассматривают так же и пропускную способность подземного транспорта на основе чего принимают решение о целесообразности его совершенствования.

66

5.4 Определение оптимальной производственной мощности шахты

Рассмотренные выше методы расчета Aш.г основаны преимущественно на технических возможностях принятых техникотехнологических решений и заданных горно-геологических условиях. Они совершенно не отражают экономических аспектов принятия того или иного значения Aш.г . Такой подход к обоснованию Aш.г может привести к тому, что стремление обеспечить максимально возможную величину Aш.г повлечет увеличение Sпр и ухудшение экономических показателей работы шахты.

Изучение зависимости Sпр от Aш.г по данным проектов угольных шахт для месторождений с пологим залеганием угольных пластов средней мощности (1,5-2,2 м) показало, что вначале с увеличением Aш.г Sпр уменьшается, а затем растет (рисунок 5.4).

Sпр,

грн./т

18

14

10

2			4			6			8			10			12			14			Аш.г, млн.т/год

Рисунок 5.4 − Изменение Sпр от Aш.г

67

Такой характер изменяется Sпр от Aш.г объясняется тем, что с

увеличением производственной мощности шахты при одних и тех же запасах и уменьшении срока её службы растут капитальные вложения и амортизационные отчисления, затраты на транспорт, в результате чего растет условно-переменная часть себестоимости добычи угля.

Вместе с тем, по мере роста Aш.г. уменьшаются общешахтные и некоторые другие эксплуатационные расходы, за счет чего условнопостоянная часть себестоимости снижается (см. рисунок 5.5).

	С,	4
	грн./т
		2

1

3

Аш.г, млн.т/год

1 – условно-постоянные расходы; 2 – условно-переменные расходы; 3 – расходы, не зависящие от мощности шахты; 4 – общие затраты на добычу

Рисунок 5.5 – Изменение С от Аш.г.

С учетом изложенного возникает необходимость поиска оптимального значения Aш.г .

68

Поиск оптимального значения Aш.г можно найти с помощью аналитического метода исследования целевых функций на экстремум

[6].

Если целевая функция записана в виде:

С = С А	+	С2	+ С	3	,	(5.10)
1 ш.г		Аш.г

то

	dC	= С −	С2	,	(5.11)
	dA		А2
		1
	ш.г		ш.г.

откуда

Aшг = С2

С1

Указанная выше зависимость составляется на основе разработки нескольких вариантов проектов с разной производственной мощностью. Можно её получить и на основе статистической обработки фактических и проектных данных шахт, условия которых аналогичны условиям проектируемых.

Если, например, на одной шахте себестоимость добычи изменяется согласно функции [6]:

С1 = 0,22Аш.1 + 3,2 + 0,4 ,

Аш1

а на другой

69

C	2	= 0,31A +	3	+ 0,3 ,
		шг	Аш.г

то

A1 = 0,223,2 = 3,82 млн.т/год ; А2 = 0,313 = 3,12 млн.т/год

такой способ оптимизации Аш.г прост, но дает весьма приближенные результаты, так как трудно найти абсолютно одинаковые условия залегания угольных пластов. Кроме того данный метод не позволяет учитывать непосредственно изменение удельных капитальных вложений на строительство шахты. Поэтому в дальнейшем был предложен другой метод расчета оптимального значения Аш.г [6].

Sпр = С + К уд Ен ,

(5.12)

где

К уд

= К1

+

К2

,

(5.13)

Аш.г

где K1 - условно-постоянная

часть

капиталовложений, не

зависящая от Аш.г ;

K2 - условно-переменная часть капиталовложений.

С

2

æ

К

2

ö

S

= С А +

+ С

+ Е

ç К

+

÷ ,

(5.14)

А

А

пр

1

3

н è

1

ø

dSпр

= C -

C

2

-

K

E

н

= 0

2

dA

A2

А2

1

70